资源描述
X x联合大学
硕士学位论文中期报告
赵各庄矿深部开采围岩控制技术研究
学 号:
学科/领域: 矿业工程
研究方向: 矿山安全
指导教师:
资源与环境学院
20XX年X 月XX 日
The mine deep mining rock Control Technology in
Zhaogezhuang
朗读
显示对应的拉丁字符的拼音
Candidate:
Liu Jinglin
Supervisor:
Guo Liwen
Ji Chaowen
Major:
Mining Engineering
School of Mining Engineering
Hebei United University
46 West Xinhua Road, Tangshan 063009,P.R.CHINA
河北联合大学硕士研究生论文阶段中期考核情况表
学生
姓名
XXX
学校导师
姓 名
XXX
企业导师(副导师) 姓 名
XX
学科/领域
XXXX
考核
时间
XXXX
考核
地点
XXX
论文题目:赵各庄矿深部开采围岩控制技术研究
考核小组成员:
论文进展情况:
导师对学生政治思想、身体健康状况以及业务能力的评价
导师签字:
考核小组意见(是否适合继续培养):
考核小组组长签字:
备注:
XX联合大学硕士研究生中期考核的要求
根据《河北联合大学授予硕士学位工作条例》和《河北联合大学攻读硕士学位培养工作规定》,我校硕士研究生中期考核的有关事项如下:
1. 硕士生以书面(8000-10000字)和讲述方式,对其论文作中期进展报告。中期进展报告应说明课题的理论分析、实验方法、数据、设计方案、初步结论、遇到的问题及进一步工作计划。
2. 中期进展报告考核小组至少由5名具有副教授以上职称或博士学位获得者组成,对此报告进行考核,就课题的理论分析、实验方法、数据、结果的可靠性、设计方案的可行性及初步结论的正确性等进行评审,对存在的问题和进一步的研究方向提出指导性建议。考核结束后,考核小组要形成决议并填写《河北联合大学硕士研究生论文阶段中期考核情况表》。
3. 考核结果符合继续攻读硕士学位条件者,可继续硕士学位论文工作;不符合继续攻读硕士学位条件者,限期改正或终止学习按肄业处理。
4. 研究生及其导师必须参加中期考核,如因个人或学院有特殊情况,无法在规定时间内完成,应提前出具证明材料,经研究生学院审核通过后可择期另行。
5. 若中期报告中题目与选题报告不一致(即论文题目、内容有所变动),须在《中期考核情况表》的备注中加以说明。
6. 论文中期考核报告按照“模板”结构编写,模板和考核表文件在研究生学院网站下载,考核结束后,研究生将修改后的中期报告(正文部分正反面打印)打印、上交研究生学院培养办备案。
目 次
目 次
引 言 1
1 理论分析 2
1.1采场矿压控制 2
1.1.1采场矿压控制理论概述 2
1.2 巷道围岩支护 3
1.21巷道围岩支护理论概述 3
1.22现代围岩支护主要理论 4
1.23巷道围岩的主要支护方式 7
2 研究方案 9
2.1研究目标 9
2.2研究内容 9
2.3关键问题与创新点 10
2.4研究方法 10
2.5试验方案和技术路线 10
3 课题进展 12
3.1赵各庄矿概况 12
3.1.1地质条件 12
3.1.2煤层、煤质 14
3.2 3137采准巷道地质生产条件及围岩变形观测 14
3.3 3137工作面软弱破碎围岩条件支护加固FLAC数值模拟 16
3.3.1数值模型建立 16
3.3.2数值模拟计算与结果分析 19
3.4初步结论 24
4 课题存在的问题及解决办法 25
4.1主要问题 25
4.2对应的解决方法和措施 25
5 今后工作计划 26
参考文献 27
II
引 言
引 言
开采深度的增加是矿井生产的自然规律,随之而产生岩石温度增加,地压增大,岩石破坏过程强化,巷道围岩变形剧烈,冲击地压强度增大和频度增加等自然现象。深部煤层开采复杂化的主要影响因素是矿山压力,在高应力作用下,围岩移动更为剧烈,巷道产生变形和破坏也更为严重,巷道围岩变形速度快、变形量大,巷道周边变形范围大;巷道对支架的工作特性要求高,初撑力、工作阻力和可缩量均大,即使开掘在底板岩石中的巷道,用拱形金属支架和各种结构封闭式支护的巷道有时也遭巨大变形。赵各庄矿筹建于1906年,1908年投产,迄今已有近百年历史。矿井为主皮带斜井、付立井提升,分水平阶段石门开拓布置,阶段垂高90-100m,石门间距为550-600m。目前开采水平为12水平(—1002m)和13水平(—1100m),地面标高+54.4m;年生产能力为180-190万吨,计划采用斜井延伸14水平(—1200m)。由于开采深度的加深,赵各庄矿水、火、瓦斯、地压等因素对生产的影响越来越大,因此就开滦赵各庄矿深部巷道围岩控制问题展开研究,不仅对开滦赵各庄矿开采实践,也对国内相近生产条件的其它矿山也具有借鉴作用,同时也是采矿岩石力学研究的热点问题。
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河北联合大学硕士学位论文中期报告
1 理论分析
1.1采场矿压控制
1.1.1采场矿压控制理论概述
1.采场矿压的发展历程
19世纪后期到20世纪初,出现采场矿压假说,开始利用比较简单的力学原理解释实践中出现的一些矿压现象,具有代表性的是认为巷道上方能形成自然平衡拱的所谓“压力拱假说”。
20世纪30年代至50年代以连续介质力学理论为基础,把巷道周围直到地表的整个岩体作为连续的各向同性的弹性体来进行研究和建立假说,利用弹性力学理论研究矿山岩石力学问题。以后又考虑了非均质和各向异性对理想弹性体的影响以及层状岩体层理的影响。
本世纪60年代至80年代初是采场顶板结构学说百花齐放的阶段,也是“砌体梁”结构学说的形成的时期。各学派学说的争鸣,促进了顶板结构学说的发展与成熟,其中主要有“压力拱假说”和“悬臂梁假说”,以及比利时学者A.拉巴斯提出的“预成裂隙假说”和原苏联学者H.库兹涅佐夫提出的“铰接岩块假说”。
2.我国的研究情况
八十年代初是我国矿压理论研究最活跃的时期,“砌体梁假说”得到全面的发展,完成了砌体块结构分析。进一步又对老顶进行薄板的板破断分析,建立了老顶空间运动与巷道来压预报的关系。在此基础上,钱鸣高院士提出了采场围岩大、小结构,形成了比较完整的采场矿压理论。所谓“大结构”是指采场上覆岩层破断后形成的结构,由于这一结构的存在,采场支架所受的力仅仅是其上覆盖岩层总重量的一部分;所谓“小结构”,则是指空顶区内“支架—围岩”相互作用形成的结构,对这一结构的认识及控制,是保证工作面支架正常工作,实现高效采煤的基础;“小结构”在“大结构”下形成并受其作用。这一时期,山东矿业学院宋振骐院士在长期岩层控制实践的基础上,特别是老顶来压预测预报的基础上,提出了“传递岩梁假说”。宋振骐院士提出了“限定变形”的观点,认为支架在一定的“位态方程”下工作,并可通过限定变形,使老顶在一定层位形成平衡。还提出了“内外应力场”,通过对开采中内外应力场的形成及变化的认识和观测,可以成功地预报老顶来压。自80年代后期至今,是砌体梁结构理论的大实践与大发展时期,也是砌体梁结构理论由力学模型向体系化和定量化的发展阶段。钱鸣高院士提出的砌体梁理论已得到的广泛应用,并在实践中不断的完善和发展。
进入90年代后,研究又取得了重大的突破,砌体梁理论更加完善,给出了砌体梁结构受力的理论解和岩层内部移动曲线定量解;建立了砌体梁关键块体的“S—R”稳定理论;证明了顶板下沉与支架载荷的P—ΔL双曲线关系;建立了采场矿山压力整体力学模型,阐明了支架受力来源问题形成了岩层控制的关键层理论。
图 1 采场矿山压力整体力学模型
Figure 1 Stope mining mechanical model of the overall pressure
1.2 巷道围岩支护
1.21巷道围岩支护理论概述
地下工程围岩控制理论的发展至今有百余年的历史,它与岩土力学的发展有着密切的关系,土力学的发展促使着松散地层围岩稳定和围岩压力理论的发展,而岩石力学的发展促使着围岩压力和地下工程支护结构理论的进一步飞跃。随着新型支护结构的出现、岩土工程学、测试方法及计算机技术和数值分析方法的发展,地下工程围岩控制理论正在逐渐形成一门完善的学科。
地下工程支护结构理论的一个重要问题是如何确定作用在地下结构的载荷(传统支护理论的重要特征),因此,支护结构的发展离不开围岩压力理论的发展,从这方面支护结构理论的发展大概经历了三个阶段:
⑴20世纪20年代以前,主要是古典压力理论阶段
⑵散体压力理论阶段
⑶50年代以来,岩石力学开始成为一门独立的学科,围岩弹性、弹塑性及粘弹塑性解逐渐获得。同时,锚杆与喷射混凝土一类新型支护的出现和与此相应的一套新奥地利隧道设计施工的兴起,终于形成以岩石力学原理为基础的,考虑支护与围岩共同作用的地下工程现代支护理论。
现代支护理论与传统支护理论之间的区别主要是:
⑴对围岩和围岩压力的认识方面:传统支护理论认为围岩压力有硐室踏落的围岩“松散压力”造成,而现代支护理论则认为围岩具有自承能力,围岩作用于支护的压力不是松散压力,而是阻止围岩变形的变形压力。
⑵在围岩和支护的相互关系上:传统支护理论把围岩和支护分开考虑,围岩当作载荷,支护作为承载结构,属于“载荷-结构”体系,现代支护理论则将围岩和支护作为统一体,二者组成“围岩-支护”体系共同参与工作。
⑶在支护功能和作用原理上:传统支护只是为了承受载荷,现代支护则是为了及时稳定和加固围岩。
⑷在设计方法上:传统支护主要确定在支护上的载荷,现代支护设计的作用载荷是岩体地应力、围岩和支护共同承载。
⑸在支护形式和工艺上:以锚喷支护为主的施工方式简单,高效,在围岩松动之前能及时加固围岩。
1.22现代围岩支护主要理论
1.支护与围岩相互作用原理
早期的支护理论沿用地面结构工程原理设计参数,围岩是支护的对象,支护只是人工构筑的承载结构而已。然而,现代岩体力学揭示,岩石(体)破裂后具有残余强度,松动破裂岩体仍具有相当高的承载能力,围岩既是支护压力的来源,又是抵抗平衡原岩应力的承载体,而且是主要承载体。支护的作用在于维护和提高松动围岩的残余强度,充分发挥围岩的自承载能力。
2.松动圈理论
⑴ 松动圈的定义
巷道开挖前,岩体处于三向应力平衡状态,开巷后围岩将发生两个显著的变化。一是巷道周边径向应力下降为零,围岩强度明显下降。二是围岩中出现应力集中现象,一般认为集中系数大于2(图2)。如果集中应力小于岩体强度,那么围岩将处于弹塑性稳定状态,当应力超过围岩强度后,巷道周边围岩将首先破坏,并逐渐向深部扩展,直至在一定深度取得三向应力平衡为止,此时围岩已过渡到破碎状态。将围岩中产生的这种松弛破碎带定名为围岩松动圈,其力学特性表象为应力降低。松动圈之外为塑性极限平衡区和弹性区(图3)。
图2 理想弹塑性体围岩应力分布
Figure 2 Stress distribution surrounding elastic-perfectly plastic body
图3 松动圈理论分析围岩状态
Figure 3 loose circle surrounding state of theoretical analysis
朗读
显示对应的拉丁字符的拼音
⑵ 松动圈理论的主要原则
现代支护理论认为,巷道围岩支护应充分发挥围岩的自承作用。围岩本身既是载荷的来源又是支护结构的主体。围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的。
围岩的状态特征决定着支护能够起的作用,弹塑性状态特征的围岩能够自稳,多数不需要支护。即只有当围岩进入到破碎状态之后才产生了支护问题。凡裸体巷道,围岩松动圈都接近于零,此时的弹塑性变形依然存在,但它不需要支护;
松动圈越大收敛变形越大,支护越困难;
巷道收敛与松动圈形成在时间上是一致的。
因此,围岩松动圈所产生的碎胀变形是支护的主要对象(为考虑水等的因素),同时控制巷道的变形和破坏就必须在适当的时间实施支护。支护的作用就是限制围岩松动圈形成过程中碎胀力所造成的有害变形。
3.新奥法
新奥法的最基本的观点是通过了解工程(洞室)开挖后围岩的变形形态,适时地设置支护,以最充分地发挥围岩自身的自稳能力,获得最佳的加固效果。其基本思想是把岩体视为连续介质,在粘、弹、塑性理论指导下,根据在岩体中开挖隧道后从变形产生到岩体破坏,要有一个实践历程,适时地构筑支护结构,使围岩与支护共同形成坚固的承载环。
新奥法施工或复合支护的基本原理是:
1.充分利用和发挥围岩的自承能力;
2.增强围岩的强度,均衡围岩应力的分布,并允许围岩有一定程度的变形,以减小对支护的围岩压力;
3.利用现场的监测值进行反馈施工。隧道施工时,认为支护体系中岩体是主要承载单元,并允许岩体发生一定数量的变形。
4.关键部位偶合支护理论
⑴关键部位的概念
巷道开挖后围岩的破坏是一个渐进的力学过程,是从某一个或几个部位开始变形、损伤,进而导致整个系统的失稳。具体的表现特征是:沿巷道断面各个方向的位移速度各不相同,总是从剧烈变形的部位产生裂纹,鳞状剥落,变形破坏区域逐渐扩大,最终导致整个支护系统的失稳。这些首先破坏的部位,称为关键部位。
⑵关键部位的特征、支护时间
⑶深部巷道锚网-锚索耦合支护技术
按软岩工程力学支护理论,锚网-锚索耦合支护技术强调在巷道开挖后,首先对围岩施加锚网支护,通过巷道顶底板,两帮移近量以及锚杆托板应力的监测,确定支护的最佳时间(段),对巷道围岩关键部位施加高预应力的锚索,使支护和围岩的再次耦合,最大限度地发挥围岩自承能力,从而使支护体的支护抵抗力降到最小。锚网-锚索耦合支护技术不同于新奥法的二次支护。其二次耦合技术首先在关键部位进行,而不是全断面二次支护。因此,锚网-锚索耦合支护技术比新奥法更为合理。
1.23巷道围岩的主要支护方式
巷道内常用的支护方式按其作用类型分,可分为巷内基本支护、巷内加强支护、巷旁支护、以及非单一支护形式。
1、巷内基本支护
1)木支架
木支架易于腐烂、使用期短、防火性能差、复用率低、损耗大、对围岩移动的适应性差等,当巷道变形量超过100~200mm时,木支架就极易遭到损坏。所以采区巷道应尽量不用或少用木支护。
2)金属支架
金属支架具有承能能力大、可多次复用、可缩量小、有利于防火、贮运方便、安装容易和迅速等优点,所以是当前采区巷道支护主要形式之一。
(1)平顶型可缩性金属支架
(2)拱形可缩性金属支架
3)石材支护
在井下巷道支护中,有时采用石材材料,常用的有天然石材、人工石材、浇筑混凝土三种形式。
对于天然石材,用于主要大巷的支护中,即常说的砌碹支护。对于人工石材,在井巷支护中目前较少采用。浇筑混凝土支护在目前我国井下主要大巷中采用的较多,该类支护主要用于服务年限比较长、巷道尺寸比较大、地质条件比较复杂的条件下。
2、巷内加强支护
1)巷内永久性加强支护
(1)在原来棚子的断面范围内以增加构件的方式加强原有的基本支架,其常见的形式有加中心柱、偏心柱或二者并用;
(2)在原有棚子之间增加一些立柱或棚子。
2)巷内临时性加强支护
临时性加强支护最好采用便于安装和拆移的支撑式单体支柱,最好是单体液压支柱。
3、巷旁支护(木垛、密集支柱、矸石带、人工砌块巷旁支护带、刚性充填带)
4、巷道加固
1)注浆加固围岩
2)机械加固围岩
5、巷道非单一支护
(1)联合支护——在巷道同一地段内采用两种以上不同结构的支架进行支护。如“锚杆+棚子”、“锚杆+喷浆”、“棚子+巷内临时加强支护”、“锚杆+棚子+巷旁支护”等。
(2)复合支护——在巷道同一地段内重复使用结构相同而规格或型号不同的支架进行支护。如短与长锚杆配合支护、普通混凝土喷层与贫混凝土喷层配合支护、轻型金属拱与重型金属拱配合支护等。
(3)综合支护——在巷道同一地段内除采用不同结构的支架外,还采用不同原理的围岩加固措施对巷道进行支护。如“棚子+喷层+围岩注浆”、“锚杆+薄壳支架+壁后注浆”支护等。
2 研究方案
2.1研究目标
随着开采深度的增加 ,巷道围岩应力相应增大,从赵各庄矿巷道围岩破坏状态可以看出 ,巷道顶板的变形和破坏相对两帮严重。从围岩变形破坏状况看 ,破坏段主要是炭质泥岩 ,围岩裂隙发育,巷道的顶板和肩部破碎,加大了作用在支护结构上的松散压力和变形压力 ,并导致围岩塑性区范围的扩大,加剧了巷道的变形破坏 ,引起巷道顶板下沉、两帮收敛。结合现场开采的实际条件,通过对锚、喷支护的力学分析,研究深部巷道围岩控制技术与支护方法,提出合理的巷道支护参数,为实现工作面高产高效,矿井安全生产提供科学依据。
2.2研究内容
本文是基于现有研究成果的基础上,以现场实测、力学模型分析及计算机数值模拟等手段,对深部综采采准巷道围岩控制做具体分析和研究,重点研究深部开采的巷道布置以及矿压显现规律,分析它的优缺点,提出适合与赵各庄矿生产实际的巷道围岩控制与加固技术的对策其主要内容如下:
1) 开滦矿区赵各庄矿地质条件
通过收集资料,实地查看等手段调查研究清楚赵各庄矿的地质特征、断层情况、井田深部主要构造情况以及水文条件,为巷道围岩支护提供必要的基础条件。
2) 工作面矿山压力观测研究
通过实地调查研究清楚赵各庄矿3137工作面周边关系、观测记录3137工作面矿山压力显现特征、深部巷道围岩变形破坏特征并对深部巷道稳定性作出评价。
3) 深部开采大变形巷道支护数值模拟研究
利用岩土数值分析方法和FLAC岩土力学数值计算软件包对3137工作面软弱破碎围岩条件支护加固进行数值模拟,通过数据处理手段显示围岩的应力、变形破坏状态,从而于分析出问题的内在联系并建立数值模型。
4) 赵各庄矿深部开采支护技术及对策
通过以上的分析和建立的数值模型找出赵各庄矿深部巷道支护存在的问题和不足,从而提出新的方法和对策。
2.3关键问题与创新点
本文要研究的关键问题是赵各庄矿深部开采围岩支护技术及对策,主要通过现场实测,利用自行改编的矿压观测记录分析软件,对工作面在使用综合机械化进行开采过程中的矿压显现的基本特征进行观察和记录,分析原因,进而提出解决方案。
本课题从开始到当前研究过程中,设计和使用的新技术和创新点概括起来大概有以下几点:
1)应用岩石力学研究的最新成果和地下工程现代支护理论对深井高应力软岩巷道围岩破坏机理进行分析。
2)利用FLAC岩土力学数值计算软件包进行数值模拟通过数据处理手段显示围岩的应力并建立数值模型。
3)在总结赵各庄矿巷道变形规律和支护经验的基础上,应用现代支护理论分析赵各庄矿深部巷道支护对策,特别是煤层巷道的大变形巷道支护设计。
2.4研究方法
本课题以工作面矿压显现矿压观测数值反演模拟为主要方法,综合应用各学科知识,通过对构造地质动力的区划、对矿区构造应力场演化的分析,以及采区钻孔地应力的测量和岩层中地应力值估算,对3137工作面的应力场进行深入研究并得出各应力分布图。
2.5试验方案和技术路线
本课题的试验方法是一种建立在现代数学和计算机新成果基础上的新的工程方法,简称数值方法,利用计算机处理实地收集到的数据,通过变分原理(或加权余量法)和分区插值的离散化处理把基本支配方程转化为线性代数方程,把求解待解域内的连续函数转化为求解有限个离散点(节点)处的场函数值。结合FLAC软件包建立数值模型。
FLAC是目前公认的世界上最优秀的岩土力学数值计算软件包之一,由美国国际著名岩土力学咨询公司Itasca花了6年时间在1992年开发而成,随后即成为国际岩土力学界的主导计算软件。这套软件可以模拟不同特性岩体、工程开挖和围岩的变形破坏过程,而且在模拟支护体方面,提供了多种结构单元。FLAC为英文Fast Lagrangian Analysis of Continua的缩写,中文可翻译为连续介质的拉格朗日快速分析软件,适用于岩土工程连续介质的应力应变、变形位移和稳定性分析。它的内部运算原理如下图。
图4 FLAC内部运算
Figure 4 FLAC internal operations
3 课题进展
3.1赵各庄矿概况
3.1.1地质条件
赵各庄矿井地质构造比较复杂,构造形式以断裂为主,其次为褶皱。十四水平地质构造总体特征仍沿袭上巷格局,并受矿井总体构造格架的控制。整个水平煤岩层产状变化很大,分为四个块段,即①东翼倾斜区,煤层走向120°左右,倾角25°~40°,地质构造简单,无大中型地质构造,但各可采煤层原生沉积变化较大,且东边界附近受开平向斜的影响;②井口及西翼缓倾斜~倾斜区,煤层走向120°~180°~100°左右,在井口保护煤柱西侧形成宽缓向斜。煤层倾角20°~45°。地质构造复杂,主要发育有东Ⅲ断层、东Ⅶ断层和东Ⅷ断层等大中型断层。在剖面上,这些断层表现为与煤层同倾,但倾角比煤层倾角大(35°~80°),呈迭瓦状;在平面上,这些断层的走向与煤层走向斜交(呈10°~20°夹角),呈羽状排列,使可采煤层受到严重切割;③西翼急倾斜区,煤层走向110°~90°,倾角45°~70°,地质构造较简单,仅发育西Ⅱ断层和反Ⅱ断层两条大中型断层,造成煤层局部重复;④金庄急倾斜及倒转区,煤层走向70°~100°,倾向S,局部倾向N(倒转),倾角70°~90°。地质构造较复杂,主要发育西Ⅲ断层和Ⅰ7断层两条大中型断层,造成煤层局部重复,赋存条件发生较大变化。
据此观点,地质构造的特征简述如下:
⑴压扭性断裂
主要发育在井田西翼,主应力方向仍为北西方向,其作用结果:1、受挤压力的直接作用形成压扭性断层,展布方向与开平向斜区域地质构造一致。2、主应力的分力以力偶的作用方式形成扭性断裂,展布方向与力的作用方向、大小和岩体的边界条件有关。
①压扭性断层
主要发育在金庄反山区(即西翼20石门以西),区内煤岩层走向N75°E,与来自北西方向的挤压力有一定的夹角。作用结果:一是产生褶曲使地层发生倒转;二是在地应力集中地带形成压扭性断层。反Ⅵ,反Ⅴ断层就是这种应力作用下形成的断层,其特点是:断层走向与开平向斜轴大致平行,呈雁行排列,在剖面上呈叠瓦状, 水平错距600米,落差在1000米以上,将煤系地层切割成三个构造块。
②扭性断裂
主要发育于白道子区(西翼18石门),总的仍以压扭应力为主,但局部以近南北方向的压应力为主应力,当一侧岩体运动而另一侧岩体相对稳定时就形成一对力偶,其作用结果:一是沿扭应力方向形成走向近于南北的平推逆断层。一般规律是北面断距大,向南断距逐渐变小或尖灭 。 断层进入煤系地层常弯转归并,如反Ⅳ断层,在煤系地层北部走向近南北向。进入煤系地层几乎与地层走向相平行,北盘上冲约280米, 使奥陶系地层倒转并逆掩于煤系地层之上。二是在力偶作用下形成旋扭构造,使地层倒转。倒转轴由地表白道子开始,向南逐渐向下发展, 到-1000米水平,将向西发展到23石门,影响范围和深度较大。
⑵张扭性断裂
主要发育在井田东翼,西北方向的挤压在该区域的作用强度较西翼微弱,受青龙山背斜的影响,与压扭性断裂直交的张扭性断裂比较发育,如东Ⅲ、东Ⅶ、东Ⅷ断层,走向与煤岩层斜交,(呈10°-20°夹角),倾角大于煤岩层倾角,(一般30°-75°)表现为同倾向正断层,并成组出现,破碎带、薄煤带较发育对采掘布局有一定影响。
⑶局部应力场所产生的断裂
同一应力场随着受力体的逐渐变形而主应力逐渐分解,进而产生不同性质的扭应力,而出现性质截然不同的断层。如井田西翼的西Ⅱ、西Ⅲ断层,井口区的东Ⅰ、东Ⅱ断层等,西Ⅲ断层只有在扭应力的作用下才能使煤层重复200-350米; 井口区以东Ⅰ、东Ⅱ断层为轴面形成反“S”型褶曲,也只有在一对力偶的作用下才可能形成。这些断层力学成因有待于今后的继续研究。
3.1.2煤层、煤质
1. 煤层的结构、厚度及一般特征
赵各庄矿有可采煤层及局部可采煤层7层,即第5、7、8、9、11、121、122煤层, 平均总厚度21.90米。煤层垂向分布与浅部相同,主要可采煤层集中于煤系地层中部石炭系上统的赵各庄组及二迭系下统的大苗庄组。第5、7、9、11、12煤层在全井田沉积稳定,第8煤层在白道子以西没有沉积;第12煤层在东翼1道半石门以东分为两层,即121、122煤层。各可采煤层间距见表1。
表1各可采煤层间距 单位:m
Table 1 All kinds coal layer spacing Unit:m
区域
煤层
间距:最大~最小/平均
区域
煤层
间距:最大~最小/平均
东
翼
5~7
19~34/28
西
翼
5~7
26~45/36
7~9
24~32/30
7~9
20~50/34
9~11
13~19/15
9~11
18~26/21
11~121
8~14/11
11~12
10~17/14
121~122
0~35/21
3.2 3137采准巷道地质生产条件及围岩变形观测
3137工作面位于十三水平西翼1~3石门,属12煤层。煤层沉积较稳定,煤层厚度9.12~14.27 m,倾角17 ~ 38°。老顶深灰色粉砂岩,平均厚度3.41 m。直接顶黑色腐泥质粘土岩,平均厚度5.20 m。老底灰色细砂岩,平均厚度2.36 m,硅质胶结,成分以石英、长石为主,局部夹粉砂岩,水平层理,层面有植物碎屑化石。
赵各庄矿13水平(-1 100 m)以上采区巷道基本为18~29 U型钢支护,巷道返修量大,支护成本高。目前3139上山巷道采用锚网和锚索联合支护。
对3137上山巷道锚杆网和锚索联合支护进行几个月巷道变形观测如表1,结果表明巷道垂直变形远大于水平变形,约为水平变形量的2.3~3.8倍,在巷道垂直变形中底鼓量约占75%~90%。如表2。
表2 3137上山支护参数
Table2 3137 Coal mountain support paramers
锚杆参数
钢带
顶网
锚索
锚杆长度 :L2000 mm
锚杆直径 :Ф20 mm
锚杆间距 :750 mm
锚杆排距 :700 mm
锚固剂 :KL型树脂药卷,K2333型1支、Z2333型2支。
锚杆托板 :金属托盘尺寸为120×120 mm,厚度不小于8 mm。
钢带宽度: 220 mm,厚度2.5 mm,长度3 900 mm,6个孔眼,孔间距750 mm。
铺设菱形金属网,顶网规格为4600×900 mm,材料为12#铅丝,网孔60×60 mm(或50×50 mm)。
采用Ф15.24 mm,1×7股的高锚力锚索,长度为7.0 m,间距为3.5 m。锚索采用树脂加长锚固,每根锚索使用一支K2333和四支Z2333树脂药卷锚固。每根锚索外端加不少于0.4 m的长托梁,托梁采用16#以上槽钢制作。
表3 3137上山巷道变形观测
Table3 3137 Coal mountain roadway deformation deformation monitoring
测点
顶底板移近量/底鼓量(mm)
水平收敛量(mm)
观测时间
距上山下口
(m)
Ⅰ
944/693
250
2003.7.24~2004.3.8
91.4
Ⅱ
1 359/1 207
336
2003.7.29~2004.2.28
113.4
Ⅲ
1163/819
287
2003.8.15~2004.3.8
158.2
Ⅳ
560/495
209
2003.9.9~2004.3.8
213.7
Ⅴ
526/444
398
2003.9.19~2004.3.8
283.3
Ⅵ
710/540
311
2003.1017~2004.3.8
342
3.3 3137工作面软弱破碎围岩条件支护加固FLAC数值模拟
围岩变形机理的研究不同于对岩体工程的稳定性和支护效果的分析评价,它不仅需要了解围岩最终稳定状况,还必须了解围岩的变形破坏过程和形态、应力分布状态、位移分布状态以及支架受力状态等。采用相似材料模拟试验和现场试验观测方法来研究是不够的,因为这两种方法缺乏有效的观测手段,不能获取分析问题所需的信息。数值模拟是一种最明了和便于分析问题的方法,它可以根据研究问题的需要,很方便地改变模型大小、材料以及有关影响因素,通过数据处理手段显示围岩的应力、变形破坏状态,从而易于分析问题的内在联系。
采用数值分析方法遇到的关键问题是模型能否模拟复杂的岩体工程条件。井下巷道所处的地质条件复杂,围岩的岩性多样,此外,回采巷道对于支护的要求不同于永久性巷道,它允许围岩发生较大的变形,甚至局部松动破坏。因此,从建立模型的角度来讲,数值模型必须具有如下功能:
①可模拟多种不同力学特性的材料;
②允许大变形和剪切破坏;
③可模拟巷道开挖、围岩变形破坏的渐进过程;
④可模拟复杂的地质条件。
从数值模拟软件的后处理功能来讲,软件应该具有比较强大的后处理功能,用户可以直接在屏幕上绘制或以文件形式创建和输出打印多种形式的图形。使用者还可以根据需要,将若干个变量合并在同一幅图形中进行研究分析。
鉴于软岩巷道所处的应力状态及巷道断面形状等边界条件的复杂性,采用有限变形理论通过理论分析得到软岩变形问题的解析解比较困难。国内外学者分别采用有限元法、有限差分法和边界元法等数值解法对该问题进行了研究。有限元法能够模拟多种力学材料,但不能模拟大变形问题,同样,边界元法也不能模拟大变形问题,只能求解连续介质的小变形问题。
3.3.1数值模型建立
1. 巷道地层条件及力学参数
根据研究区域的岩层柱状图和煤岩物理力学实验结果,确定计算模型的基本参数。此外,模拟计算还涉及一些附加材料,如软弱夹层、充填材料、采空区垮落矸石、支护结构和砂土层破坏区等。3137工作面数值模拟模型力学参数如表4.及图4,图5。
表4 数值模拟模型地层(煤岩)物理力学参数表
Table 4 numerical simulation model formation (coal)physical and mechanical parameters of table
序号
岩性
厚度(m)
剪切模量s(MPa)
体积模量b(MPa)
容重(T/m3)
抗压强度
1
褐灰色细纱岩
1.89-4.32/2.97
6000
9500
2.6
2
灰白色粗砂岩
5.47-18.21/11.02
5500
8500
2.6
3
深灰色粉砂岩
0.25-2.94/1.89
2000
3500
2.6
50.29
4
黑色腐泥质粘土岩
0.87-6.18/2.53
1600
2500
2.5
37.32
5
12#煤层
10-12/11.4
1200
3600
1.4
8.51
6
灰色粉砂岩
2.69-6.18/4.11
2000
3500
2.6
44.45
7
深灰色粉砂岩、中砂岩
3.13-8.56/5.26
5000
8300
2.6
48.00
8
软弱夹层(12#1/2)
0.05-1.46/0.46
800
2800
1.5
9
深灰色粉砂岩
4.21-11.7/8.25
2000
3500
2.6
10
K6灰岩
0.15-3.05/1.39
4000
6500
2.6
图4 煤层柱状图 图 5 力学模型
Figure 4 Histogram coal Figure 5 Mechanical model
2. 数值模型尺寸及边界条件的模拟
3139工作面软弱破碎围岩条件锚杆数值模型首先是确定模拟的范围。根据研究问题的重点不同确定模型的几何尺寸。
根据该巷道的断面尺寸为宽4.0米,高2.6米,巷道断面为矩形.考虑其影响范围不小于5倍断面尺寸,取计算区域范围为宽48米,高47米. 根据巷道围岩状况,计算采用的围岩力学参数如表4。
模型的边界条件,一般情况下两侧和底部均为铰接固定,水平位移u和垂直位移v为零。
3. 模型的单元划分
模型的单元划分按砂土层、老顶关键层、直接顶和煤层分别离散。如图6所示。
图6模型单元网
Figure 6 Model grid net
开挖过程的处理,将采场小结构空间的弹性模量降为原来的1/10倍,相当于将煤层采出变为采空区,工作面推进0.8m,如此逐渐完成。
3.3.2数值模拟计算与结果分析
①无支护巷道变形破坏特征
从图7可见在无支护的情况下,随着巷道的不断开挖,巷道周边均朝向
图7无支护巷道围岩失稳
Figure 7 Without supporting surrounding rock instability
图8无支护巷道围岩Y方向位移矢量图
Figure 8 without supporting surrounding rock displacement vector Y direction
图9无支护深部巷道围岩最大主应力图
Figure 9 Without supporting deep surrounding rock retaining the maximum principal stress map
巷道开挖区域产生了很大的变形,巷道顶底板移近量最大值为18mm,其中底鼓量最大为1200mm,巷道两侧向巷道内最大位移量为1650mm(如图8),在巷道周边出现了大面积塑性流动区。塑性区范围约12mm(如图9),巷道已经发生严重的破坏。
②全断面锚、网、索联合支护情况
根据深部高应力软岩巷道的变形、破坏特征,要有效地控制巷道围岩的工程稳定,必须依据围岩介质大变形非线性理论,按照现代支护设计的方法进行设计和施工。如图对3137上山巷道选取全断面锚杆、锚索、带网联合支护的典型方案。其中锚杆参数:长度2.2m,直径20mm;锚索长度7.5m。
如图10、11所示,锚杆-锚索联合布置方式可有效控制围岩的变形,提高围岩整体强度,维护围岩稳定。底板底鼓量小于200mm;两帮移近量小于300mm.。
图10全断面锚、网、索联合支护加固效果
Figure 10 Full section anchors, nets, rope supporting the joint effect of reinforcement
图11 全断面锚、网、索联合支护后Y方向位移矢量图
Figure 11 Full section anchors, nets, rope supporting the joint displac
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